CN114798158B - 一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法 - Google Patents
一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN114798158B CN114798158B CN202210601759.XA CN202210601759A CN114798158B CN 114798158 B CN114798158 B CN 114798158B CN 202210601759 A CN202210601759 A CN 202210601759A CN 114798158 B CN114798158 B CN 114798158B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- tungsten
- iron
- leaching
- limonite
- concentrate
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B02—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING; PREPARATORY TREATMENT OF GRAIN FOR MILLING
- B02C—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING IN GENERAL; MILLING GRAIN
- B02C23/00—Auxiliary methods or auxiliary devices or accessories specially adapted for crushing or disintegrating not provided for in preceding groups or not specially adapted to apparatus covered by a single preceding group
- B02C23/08—Separating or sorting of material, associated with crushing or disintegrating
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C1/00—Magnetic separation
- B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
- B03C1/30—Combinations with other devices, not otherwise provided for
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Food Science & Technology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及矿物综合回收利用技术领域,具体涉及一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,包括以下依次进行的步骤:S1正浮选预富集:含钨褐铁矿石磨矿后,加入脉石抑制剂和复配阴离子捕收剂,通过正浮选获得含铁、钨的粗精矿;S2粗精矿再磨:在所述粗精矿中加入碱浸出剂,进行再磨矿处理,获得再磨后粗精矿;S3碱浸出:所述再磨后粗精矿经过碱浸出和固液分离之后,获得含钨浸出液和含铁浸出渣;S4:对含铁浸出渣进行磁选,获得铁精矿。本技术方案解决了现有技术的含钨褐铁矿的选冶联合方法工艺复杂、效率低和适用范围窄的技术问题。本方案可有效回收含钨褐铁矿,工艺流程简单,对开发利用难利用含钨褐铁矿创造了条件,具有理想的应用前景和价值。
Description
技术领域
本发明涉及矿物综合回收利用技术领域,具体涉及一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法。
背景技术
我国钨矿资源除以白钨矿、黑钨矿、钨华等独立矿物存在外,还有一部分钨以胶态吸附的形式(或嵌布粒度极细的钨独立矿物)赋存于褐铁矿中,而这类钨矿选用一般的物理选矿方法难以回收,如果当做铁矿开发而使更有价值的钨资源被丢弃。随着易选钨资源的大量开采,易选的黑钨资源已经面临枯竭,白钨资源也越来越贫细杂,因此,加强这类褐铁矿中伴生钨资源的开发利用具有非常重要的意义。
矿石的赋存状态决定了开发利用这类含钨褐铁矿资源方式。一般的重选、磁选、浮选方法均不能使钨矿从铁矿及其他矿物中单独分离出来,进而从上述矿物中难以得到传统意义上的钨精矿,然而,直接进行湿法或火法冶炼成本均太高,因此要想比较经济的开发利用此类伴生钨矿资源,选冶联合是比较切实可行的路线。
中国发明专利申请(CN103611633A)公开了一种处理含钨褐铁矿的方法,该方法是先将含钨褐铁矿进行浮选脱除含硅矿物,得到含钨褐铁精矿;所得含钨褐铁精矿与焦炭及还原焙烧强化剂混合后,进行还原焙烧,还原焙烧所得产物经研磨后进行中性浸出,得到钨酸盐溶液和浸出渣;所得浸出渣采用磁场进行磁选分离,得到铁精矿和有价金属尾矿;该发明采用的是反浮选的方法进行预富集,再中性焙烧,焙烧后再研磨进行中性浸出,会进行矿浆脱水、烘干、高温焙烧等步骤,工序较为复杂,相应成本亦会较高。反浮选的目的主要是脱硅,若矿石中主要脉石矿物除硅质外还有其他,则预富集效果可能会较差。因此,为了充分利用含钨褐铁矿资源,亟需研发一种高效节能、工艺简单且适用范围广的矿物综合回收利用方法。
发明内容
本发明意在提供一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,以解决现有技术的含钨褐铁矿的选冶联合方法工艺复杂、效率低和适用范围窄的技术问题。
为达到上述目的,本发明采用如下技术方案:
一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,包括以下依次进行的步骤:
S1正浮选预富集:含钨褐铁矿石磨矿后,加入脉石抑制剂和复配阴离子捕收剂,通过正浮选获得含铁、钨的粗精矿;
S2粗精矿再磨:在所述粗精矿中加入碱浸出剂,进行再磨矿处理,获得再磨后粗精矿;
S3碱浸出:所述再磨后粗精矿经过碱浸出和固液分离之后,获得含钨浸出液和含铁浸出渣。
本方案的原理及优点是:
本方案提供了一种处理含钨褐铁矿的选冶联合方法。先将矿石磨矿后,采用正浮选的方法将铁、钨矿物预富集,再进行粗精矿再磨,再磨时加入浸出剂,可促进矿物间的解离。接下来,钨与浸出剂的混合,通过碱浸出,使钨、铁分离。浸出渣磁选铁精矿,最终实现对含钨褐铁矿的选冶联合处理。本发明采用选冶联合的方法,可使含钨褐铁矿得到有效回收,工艺流程简单,对开发利用这类难利用含钨褐铁矿提供了有效的工艺路线。其中,在S1步骤中,70-90%的硅质及其他主要脉石可以随尾矿而被去除,铁与钨在粗精矿中的回收率可在65-90%之间。粗精矿的产率在55-70%之间,从而明显降低后续工艺处理量。在S3步骤中,浸出后进行固液分离得到含钨的浸出液和含有大量铁矿物的浸渣。
进一步,还包括S4:对含铁浸出渣进行磁选,获得铁精矿。通过磁选可将铁矿富集,获得铁精矿。
进一步,在S1中,所述脉石抑制剂包括水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素中的至少一种。上述脉石抑制剂可以有效抑制石英、云母、滑石、粘土等脉石矿物。
进一步,在S1中,所述复配阴离子捕收剂包括质量比为2-8:1-3:2-5的油酸钠、羟肟酸盐和磺酸盐。
本方案采用的捕收剂是一种包含了-COO-、-CONHO-、-SO3官能团的复配阴离子捕收剂,具体为油酸钠、羟肟酸盐、磺酸盐按照一定比例复配而成。在上述配比范围内,最优选为5:2:3。上述浮选剂可以使铁钨矿物跟随气泡一起浮出,而脉石矿物留在浮选槽中,达到与脉石矿物分离而铁钨矿物预富集的目的。油酸钠、羟肟酸盐和磺酸盐作为捕收剂复配使用,三种成分协同增效,克服了各自的缺点,各项工艺效果参数均能获得最为理想的数值。
进一步,在S1中,水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素相对于含钨褐铁矿的用量分别为500-1500g/t、100-300g/t和100-500g/t;复配阴离子捕收剂相对于含钨褐铁矿的用量均为100-500g/t。上述用量的脉石抑制剂和复配阴离子捕收剂可以有效抑制石英、云母、滑石、粘土等脉石矿物,以及提升浮选效果。
进一步,在S1中,含钨褐铁矿石磨矿后的细度控制在200目以下的颗粒占60-80%,再加入脉石抑制剂和捕收剂并调整pH值至7-9。此步骤可以采用湿式球磨机或棒磨机进行磨矿。
进一步,在S2中,碱浸出剂为氢氧化钠,碱浸出剂的用量为含铁钨的粗精矿重量的8-24%。上述用量的氢氧化钠可以保证后续的碱浸出顺利进行,提高钨的浸出率
进一步,在S2中,再磨矿处理后,细度控制在200目以下的颗粒占90-100%。此步骤可以采用湿式球磨机或棒磨机进行磨矿。控制细度可以提高后续钨的浸出率。
进一步,在S3中,所述碱浸出为:再磨后粗精矿的矿浆浓度调整至25-35%;温度条件为60-90℃,浸出时间为4-6h。通过本步骤得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣,回收钨元素。
进一步,在S4中,所述磁选为2-3段磁选,磁场强度为0.7-1.2T。将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物。
附图说明
图1为本发明一种处理含钨褐铁矿的选冶方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施方式对本发明做进一步详细的说明,但本发明的实施方式不限于此。若未特别指明,下述实施所用的技术手段为本领域技术人员所熟知的常规手段:所用的材料、试剂等,均可从商业途径得到。
实施例1:
本发明实施例提供了一种处理含钨褐铁矿选冶联合方法(流程图参见图1),具体包括以下步骤:
步骤1、将含钨0.9%,含铁28%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持-200目75%(200目以下的颗粒占75%),加入水玻璃1200g/t(水玻璃质量/原矿质量),复配的阴离子捕收剂200g/t,调节pH值为8,采用正浮选的方法,将铁钨矿物浮选至上层,脉石矿物留在浮选机槽底。其中,阴离子捕收剂由质量比为5:2:3油酸钠、羟肟酸盐和磺酸盐组成,且羟肟酸盐在本实施例中具体为水杨羟肟酸钠(羟肟酸盐),磺酸盐具体为十二烷基磺酸钠(磺酸盐)。
混合浮选铁矿和钨矿物,得到含钨1.2%、含铁39%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率为89%,铁与钨在粗精矿中的回收率保持高度统一,均在83%左右。其中,铁与钨回收率=(精矿中铁、钨品位)×精矿产率/(原矿中铁、钨品位×100%)。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨细度保持-200目90%,再磨时加入碱浸出剂NaOH,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的12%。
步骤3、采用30%左右的矿浆浓度,在常压加温至80℃进行碱浸出,浸出时间6h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为71%。其中,浸出率=(被浸原料干重×钨在原料中的品位-浸出渣干重×钨在浸出渣中的品位)/被浸原料干重×钨在原料中的品位×100%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用2段强磁选,磁选强度在0.7-1.0T之间,得到铁精矿品位51%。
实施例2:
本发明实施例提供了一种处理含钨褐铁矿选冶联合方法,具体包括以下步骤:
步骤1、将含钨0.2%,含铁36%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持70%,加入水玻璃1000g/t,复配的阴离子捕收剂300g/t,调节pH值为9,采用正浮选的方法,混合浮选铁矿和钨矿物,得到含钨0.3%,含铁42%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率85%左右,铁与钨在粗精矿中的收率非常接近,均在75%左右。其中,阴离子捕收剂由质量比为2:1:2油酸钠、羟肟酸盐和磺酸盐组成,且羟肟酸盐在本实施例中具体为水杨羟肟酸钠,磺酸盐具体为十二烷基磺酸钠。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨时加入碱浸出剂NaOH,再磨细度保持-200目85%,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的8%。
步骤3、采用35%左右的矿浆浓度,在常压加温至95℃进行碱浸出,浸出时间4h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为64%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用2段强磁选,磁选强度在0.7-1.0T之间,得到铁精矿品位53%。
实施例3
步骤1、将含钨0.9%,含铁28%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持80%,加入水玻璃500g/t(水玻璃质量/原矿质量),复配的阴离子捕收剂500g/t,调节pH值为7,采用正浮选的方法,混合浮选铁矿和钨矿物,得到含钨1.1%、含铁34%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率73%左右,铁与钨在粗精矿中的收率保持高度统一,均在90%左右。其中,阴离子捕收剂由质量比为8:3:5油酸钠、羟肟酸盐和磺酸盐组成,且羟肟酸盐在本实施例中具体为水杨羟肟酸钠,磺酸盐具体为十二烷基磺酸钠。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨时加入碱浸出剂NaOH,再磨细度保持-200目100%,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的16%。
步骤3、采用35%左右的矿浆浓度,在常压加温至60℃进行碱浸出,浸出时间4h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为68%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用3段强磁选,磁选强度在0.8-1.2T之间,得到铁精矿品位46%。
实施例4
步骤1、将含钨0.9%,含铁28%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持80%,加入水玻璃1500g/t和羧甲基纤维素200g/t,复配的阴离子捕收剂200g/t,调节pH值为7,采用正浮选的方法,混合浮选铁矿和钨矿物,得到含钨1.3%、含铁40%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率92%左右,铁与钨在粗精矿中的收率保持高度统一,均在81%左右。其中,阴离子捕收剂由质量比为5:2:4油酸钠、羟肟酸盐和磺酸盐组成,且羟肟酸盐在本实施例中具体为水杨羟肟酸钠,磺酸盐具体为十二烷基磺酸钠。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨时加入碱浸出剂NaOH,再磨细度保持-200目90%,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的16%。
步骤3、采用25%左右的矿浆浓度,在常压加温至90℃进行碱浸出,浸出时间6h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为72%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用3段强磁选,磁选强度在0.8-1.2T之间,得到铁精矿品位51.5%。
对比例1
本实施例基本同实施例1,不同点在于正浮选捕收剂的选用,具体如下:
步骤1、将含钨0.9%,含铁28%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持75%,加入水玻璃1200g/t,选用常规的捕收剂油酸钠200g/t,调节pH值为8,采用正浮选的方法,混合浮选铁矿和钨矿物,得到含钨0.95%,含铁30%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率35%,铁与钨在粗精矿中的收率保持高度统一,均在85%左右。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨时加入碱浸出剂NaOH,再磨细度保持-200目90%,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的12%。
步骤3、采用30%左右的矿浆浓度,在常压加温至80℃进行碱浸出,浸出时间6h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为54%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用2段强磁选,磁选强度在0.7-1.0T之间,得到铁精矿品位40%。
对比实施例1和对比例1的实验数据,我们可以看到,由于捕收剂的不同选择,导致了本对比例的步骤1的铁钨粗精矿的含钨和含铁量降低,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率大幅度降低(近50个百分点);也同时导致了本对比例的步骤3的钨浸出率降低了近20个百分点;还同时导致了本对比例的步骤4的铁精矿品位降低了近10个百分点。
对比例2
本实施例基本同实施例2,不同点在于正浮选后粗精矿不再磨,具体如下:
步骤1、将含钨0.2%,含铁36%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持70%,加入水玻璃1000g/t,复配阴离子捕收剂300g/t,调节pH值为9,采用正浮选的方法,混合浮选铁矿和钨矿物,得到铁钨粗精矿的钨含量以及铁含量与实施例2相近,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率、铁与钨在粗精矿中的回收率,均与实施例2相近。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿不再磨直接加入碱浸出剂NaOH,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的8%。
步骤3、采用35%左右的矿浆浓度,在常压加温至95℃进行碱浸出,浸出时间4h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为58.5%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用2段强磁选,磁选强度在0.7-1.0T之间,得到铁精矿品位与实施例2相近。
对比实施例2和对比例2的实验数据,我们可以看到,由步骤2的不同选择,导致了本对比例的步骤3的钨浸出率降低了近5.5个百分点。
对比例3
本对比例采用反浮选的方式来进行含钨褐铁矿的处理,具体如下:
步骤1、将含钨0.2%,含铁36%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持70%,用硫酸调节pH值为5,加入抑制剂腐殖酸钠500g/t,选用混合胺类阳离子捕收剂400g/t,该捕收剂具体由十二胺和十二烷基三甲基氯化铵按质量比1:1.5的比例加入,采用反浮选的方法,将硅质及其他脉石矿物浮出,铁矿和钨矿物留在浮选槽内得到含钨0.25%,含铁37%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率为63%,铁与钨在粗精矿中的收率保持高度统一,均在75%左右。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨时加入碱浸出剂NaOH,再磨细度保持-200目85%,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的8%。
步骤3、采用35%左右的矿浆浓度,在常压加温至95℃进行碱浸出,浸出时间4h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为56%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用2段强磁选,磁选强度在0.7-1.0T之间,得到铁精矿品位44%。
对比实施例2的实验数据,我们可以看到,由于采用反浮选的方式来浮选含钨褐铁矿,导致了本对比例的步骤1的铁钨粗精矿的含钨和含铁量在回收率接近的条件下,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率降低(近22个百分点),铁的含量与原矿含铁36%相比只提高1%;也同时导致了本对比例的步骤3的钨浸出率降低了近8%个百分点;还同时导致了本对比例的步骤4的铁精矿品位降低了近9个百分点。
对比例4
本实施例基本同实施例1,不同点在于正浮选捕收剂的选用,具体如下:
步骤1、将含钨0.9%,含铁28%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持75%,加入水玻璃1200g/t,选用捕收剂水杨羟肟酸钠(羟肟酸钠)200g/t,调节pH值为8,采用正浮选的方法,混合浮选铁矿和钨矿物,得到含钨1.0%,含铁34%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率91%,铁与钨在粗精矿中的收率保持高度统一,均在25%左右。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨时加入碱浸出剂NaOH,再磨细度保持-200目90%,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的12%。
步骤3、采用30%左右的矿浆浓度,在常压加温至80℃进行碱浸出,浸出时间6h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为64%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用2段强磁选,磁选强度在0.7-1.0T之间,得到铁精矿品位42%。
对比实施例1和对比例4的实验数据,我们可以看到,由于捕收剂的不同选择,导致了本对比例的步骤1的铁与钨在粗精矿中的收率大幅度降低;也同时导致了本对比例的步骤3的钨浸出率降低;还同时导致了本对比例的步骤4的铁精矿品位降低了近10个百分点。
对比例5
本实施例基本同实施例1,不同点在于正浮选捕收剂的选用,具体如下:
步骤1、将含钨0.9%,含铁28%的含钨褐铁矿石磨矿后,使矿浆的磨矿细度保持75%,加入水玻璃1200g/t,选用捕收剂十二烷基磺酸钠200g/t,调节pH值为8,采用正浮选的方法,混合浮选铁矿和钨矿物,得到含钨1.2%,含铁40%的铁钨粗精矿,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率28%,铁与钨在粗精矿中的收率保持高度统一,均在74%左右。
步骤2、将浮选得到的铁钨粗精矿进行再磨,再磨时加入碱浸出剂NaOH,再磨细度保持-200目90%,碱浸出剂的用量为铁钨粗精矿重量的12%。
步骤3、采用30%左右的矿浆浓度,在常压加温至80℃进行碱浸出,浸出时间6h,将浸出后的料浆进行固液分离,得到浸出液-钨酸钠溶液和浸出渣。钨的浸出率为72%。
步骤4、浸出渣磁选回收铁精矿
将碱浸出后的浸渣进行强磁选回收剩余的大量铁矿物,采用2段强磁选,磁选强度在0.7-1.0T之间,得到铁精矿品位52%。
对比实施例1和对比例5的实验数据,我们可以看到,由于捕收剂的不同选择,导致了本对比例的步骤1的硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率大幅度降低。
实施例和对比例的工艺效果总结详见表1。
表1:实施例和对比例的工艺效果总结
由表1的数据可知:对比实施例1、对比例1、对比例4和对比例5的实验数据,四个实验组均使用了捕收剂200g/t,在捕收剂总用量相同的情况下,捕收剂的组成不同。实施例1使用质量比为5:2:3油酸钠、羟肟酸类(水杨羟肟酸钠)和十二烷基磺酸钠作为捕收剂;对比例1的捕收剂是油酸钠;对比例4的捕收剂是水杨羟肟酸钠;对比例5使用的是十二烷基磺酸钠。三种成分协同增效,使得表1中的六种参数指标均可获得较为理想的数值。发明人研究发现,十二烷基磺酸钠在回收硅质脉石等的效果比较差,硅质脉石及其他主要脉石在尾矿中的回收率较低;使用油酸钠作为捕收剂,除了在铁与钨在粗精矿中的回收率上效果理想外,其他效果均不尽如人意;使用羟肟酸类作为捕收剂,除了在硅质脉石等在尾矿中的回收率上效果理想外,其他效果也不是非常理想。但是,将三者联合使用之后,发明人意外发现各项工艺效果参数均能获得最为理想的数值。
以“铁精矿品位”为例,油酸钠和水杨羟肟酸钠的作为捕收剂时,会导致铁精矿品位下降近10个百分点。虽然,使用十二烷基磺酸钠作为捕收剂,可以获得52%的铁精矿品位,但是,其他参数效果(例如硅质脉石等在尾矿中的回收率和铁与钨在粗精矿中的回收率)并不理想。按照一定比例(例如5:2:3)加入油酸钠和水杨羟肟酸钠之后,我们发现原本会导致铁精矿品位下降的油酸钠和水杨羟肟酸钠,不再对铁精矿品位造成负面影响(实施例1铁精矿品位为51%),还弥补了只使用十二烷基磺酸钠时其他效果的不足。
以上所述的仅是本发明的实施例,方案中公知的具体技术方案和/或特性等常识在此未作过多描述。应当指出,对于本领域的技术人员来说,在不脱离本发明技术方案的前提下,还可以作出若干变形和改进,这些也应该视为本发明的保护范围,这些都不会影响本发明实施的效果和专利的实用性。本申请要求的保护范围应当以其权利要求的内容为准,说明书中的具体实施方式等记载可以用于解释权利要求的内容。
Claims (9)
1.一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,包括以下依次进行的步骤:
S1正浮选预富集:含钨褐铁矿石磨矿后,加入脉石抑制剂和复配阴离子捕收剂,通过正浮选获得含铁、钨的粗精矿;
S2粗精矿再磨:在所述粗精矿中加入碱浸出剂,进行再磨矿处理,获得再磨后粗精矿;
S3碱浸出:所述再磨后粗精矿经过碱浸出和固液分离之后,获得含钨浸出液和含铁浸出渣;
所述复配阴离子捕收剂包括质量比为2-8:1-3:2-5的油酸钠、羟肟酸盐和磺酸盐。
2.根据权利要求1所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,还包括S4:对含铁浸出渣进行磁选,获得铁精矿。
3.根据权利要求2所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,在S1中,所述脉石抑制剂包括水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素中的至少一种。
4.根据权利要求3所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,在S1中,水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素相对于含钨褐铁矿的用量分别为500-1500g/t、100-300g/t和100-500g/t;复配阴离子捕收剂相对于含钨褐铁矿的用量均为100-500g/t。
5.根据权利要求4所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,在S1中,含钨褐铁矿石磨矿后的细度控制在200目以下的颗粒占60-80%,再加入脉石抑制剂和捕收剂并调整pH值至7-9。
6.根据权利要求5中所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,在S2中,碱浸出剂为氢氧化钠,碱浸出剂的用量为含铁钨的粗精矿重量的8-24%。
7.根据权利要求6中所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,在S2中,再磨矿处理后,细度控制在200目以下的颗粒占90-100%。
8.根据权利要求7中所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,在S3中,所述碱浸出为:再磨后粗精矿的矿浆浓度调整至25-35%;温度条件为60-90℃,浸出时间为4-6h。
9.根据权利要求8中所述的一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法,其特征在于,在S4中,所述磁选为2-3段磁选,磁场强度为0.7-1.2T。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202210601759.XA CN114798158B (zh) | 2022-05-30 | 2022-05-30 | 一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202210601759.XA CN114798158B (zh) | 2022-05-30 | 2022-05-30 | 一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN114798158A CN114798158A (zh) | 2022-07-29 |
CN114798158B true CN114798158B (zh) | 2023-09-01 |
Family
ID=82519372
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202210601759.XA Active CN114798158B (zh) | 2022-05-30 | 2022-05-30 | 一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN114798158B (zh) |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103611633A (zh) * | 2013-11-22 | 2014-03-05 | 中南大学 | 一种处理含钨褐铁矿的方法 |
CN104131157A (zh) * | 2014-08-20 | 2014-11-05 | 郴州铼福矿物分离科技有限公司 | 氧化钨褐铁矿提炼钨的湿法冶炼方法 |
CN105755298A (zh) * | 2016-02-26 | 2016-07-13 | 曹彦军 | 从含钨褐铁矿中提取钨铜铋铁的方法 |
CN106399681A (zh) * | 2016-11-18 | 2017-02-15 | 邓银常 | 从含钨褐铁矿中提取钨的设备 |
CN107442292A (zh) * | 2017-08-30 | 2017-12-08 | 玉溪大红山矿业有限公司 | 一种硅酸盐型赤褐铁矿粗选精矿的提质降硅正浮选方法 |
WO2021073162A1 (zh) * | 2019-10-14 | 2021-04-22 | 广东省科学院资源综合利用研究所 | 一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法 |
CN113061754A (zh) * | 2021-02-19 | 2021-07-02 | 江钨世泰科钨品有限公司 | 一种浮选型钨原料的分解工艺 |
-
2022
- 2022-05-30 CN CN202210601759.XA patent/CN114798158B/zh active Active
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103611633A (zh) * | 2013-11-22 | 2014-03-05 | 中南大学 | 一种处理含钨褐铁矿的方法 |
CN104131157A (zh) * | 2014-08-20 | 2014-11-05 | 郴州铼福矿物分离科技有限公司 | 氧化钨褐铁矿提炼钨的湿法冶炼方法 |
CN105755298A (zh) * | 2016-02-26 | 2016-07-13 | 曹彦军 | 从含钨褐铁矿中提取钨铜铋铁的方法 |
CN106399681A (zh) * | 2016-11-18 | 2017-02-15 | 邓银常 | 从含钨褐铁矿中提取钨的设备 |
CN107442292A (zh) * | 2017-08-30 | 2017-12-08 | 玉溪大红山矿业有限公司 | 一种硅酸盐型赤褐铁矿粗选精矿的提质降硅正浮选方法 |
WO2021073162A1 (zh) * | 2019-10-14 | 2021-04-22 | 广东省科学院资源综合利用研究所 | 一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法 |
CN113061754A (zh) * | 2021-02-19 | 2021-07-02 | 江钨世泰科钨品有限公司 | 一种浮选型钨原料的分解工艺 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN114798158A (zh) | 2022-07-29 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN112642575B (zh) | 一种含碳酸盐贫磁赤混合铁矿石磁浮联合分选方法 | |
CN105435952A (zh) | 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法 | |
CN103143447B (zh) | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 | |
CN111686925B (zh) | 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺 | |
CN108580023B (zh) | 一种伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法 | |
CN105797868A (zh) | 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法 | |
CN109482360B (zh) | 一种稀土、萤石和重晶石共伴生矿的选矿工艺 | |
CN112221695B (zh) | 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 | |
CN110882831B (zh) | 一种原生铌矿的选矿方法 | |
CN110575904A (zh) | 一种锂辉石分粒级双重介-浮选选矿方法 | |
CN105498948B (zh) | 从含硫化矿的钨粗精矿中回收有价金属的方法 | |
CN111530622A (zh) | 一种从高品位硫精矿去除杂质的方法 | |
CN115780067A (zh) | 微细粒难选风化白钨矿的高效利用方法 | |
CN114247559A (zh) | 一种锂矿石回收无尾化选矿方法 | |
CN113856911B (zh) | 高硫铜金银矿选矿方法 | |
CN112774870B (zh) | 一种高酸耗泥质砂岩型铀矿石的分选预处理方法 | |
CN107185705B (zh) | 一种氧化锌矿中锌的选冶联合回收方法 | |
CN114798158B (zh) | 一种处理低品位含钨褐铁矿的选冶联合方法 | |
CN117000434A (zh) | 一种锂云母捕收剂及采用锂云母捕收剂的选矿方法 | |
CN116532235A (zh) | 锂辉石冶炼渣资源化综合利用方法 | |
CN114643133B (zh) | 一种非均匀分布的硫化铜镍尾矿的选矿方法 | |
CN116441058A (zh) | 在硫化铜镍矿浮选中降低精矿氧化镁含量的方法 | |
CN114054211A (zh) | 一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法 | |
CN112122007B (zh) | 一种可提高铜精矿中伴生金银含量的浮选药剂以及方法 | |
CN109225652B (zh) | 一种从碱性长石花岗岩钽铌矿中浮选回收钽铌的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |